采煤作业规程.doc

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1、第一章 概 况第一节 工作面基本地层情况采区名称中央采区北翼煤层厚度1.8 m 2.5 m/2.1 m地面标高+29.5 m +32.4 m井下标高-359 m -420 m走向长度m275倾斜长度m770面积（m2）211750工业储量万T63.1可采储量万T59.9服务年限 4.9（月）地面相对位 置珲春市三家子乡水田地回采对地面设施的影响根据近几年开采实际观测，回采6个月后地表有塌陷现象。井下位置及与四邻关系走向左部走向右部倾向上部倾向下部未采区北翼回风巷F21、DF15断层DF69断层煤层名称26参照119-101回采工作面绝对瓦斯涌出量13.15 m3/t煤层硬度f=1.33自然发火

2、期12（月）煤尘爆炸指数48.54 %煤 种长焰煤煤层结构及 对回采影响1.开切眼往外200 m内煤层夹石增厚，最大厚度0.7 m的粉砂岩，对煤质有影响。2.下顺接近507号钻孔，距顶板1.2m见一0.9 m厚的煤层，对顶板管理造成影响。应力集中区及其影响上顺槽处于123下01采空区压力集中区内，巷道压力大，顶板下沉，回采中维护工作量需要加大。含水层分析 无含水层， 123下01采空区积水已探放完毕。附图 1：工作面地层综合柱状图。附图 2：工作面运输巷、回风巷、开切眼剖面图。附图 3：工作面井上、井下对照图。第二节 地 质 因 素一、顶底板岩层特征顶底板岩石名称厚度（m）特 征 描 述分类基

3、本顶泥质粉砂岩8白灰色直接顶泥 岩1.2黑灰色伪 顶无直接底泥质粉砂岩1.51灰 色基本底无二、断层、褶曲情况及其对回采的影响 名 称走 向(0)倾 向(0)倾角(0)性质落差(m)对回采的影响程度上顺F2190046正断层50无影响上顺DF157534548正断层35有影响下顺DF698517550正断层10有影响开切眼断层8535563正断层1.5影响不大三、地质部门的建议1.断层附近加密支护。2.回采前必须对放水钻孔进行透孔。 3.上、下两顺巷道变形严重，需加强维护。提报人(签名)签字日期年 月 日第二章 采 煤 方 法采煤方法倾斜长壁后退式落煤方式滚筒式采煤机顶板控制全部垮落法采 高1

4、.8 m 2.5 m作业方法追机流水作业循环进度0.6 m第一节 巷 道 布 置一、采区巷道布置概况该面位于中央采区北翼。上顺槽开口于中央采区北翼专用回风巷，下顺槽开口于中央采区北翼12601皮带运输巷。下顺槽为运输（入风）巷，上顺槽为轨道（回风）巷。1、工作面上顺槽上顺槽为轨道（回风）顺槽，沿煤层顶板掘送，用于辅助运输及回风，该巷长750 m，巷道坡度为：1 8。该巷采用锚、网、梯、索联合支护。锚、网、梯、索联合支护巷道为矩形断面，规格为：宽高=3.7 m2.1 m，巷道帮、顶锚杆间、排距：0.8 m，锚杆规格为：18 mm2000 mm左螺旋螺纹钢锚杆, 使用CK2335树脂药卷锚固。锚索

5、布置形式采用五花眼，锚索间、排距为：1.8 m2.5 m，锚索规格为：15.5 mm5900 mm。使用CK2335树脂药卷锚固。上顺槽部分巷道采用U型钢拱棚支护，其规格为：宽高3.9 m2.8 m，棚距0.8 m，钢筋网背板。2、工作面下顺槽下顺槽为运输（入风）顺槽，沿煤层顶板掘送，用于运煤和入风。该巷长772 m，巷道坡度为：110。该顺槽采用锚、网、梯、索联合支护，锚网支护巷道为矩形断面，规格为：宽高=4.2 m2.1 m，巷道帮、顶锚杆间、排距为：0.8 m,锚杆规格为：18 mm2000 mm左螺旋螺纹钢锚杆,使用CK2335树脂药卷锚固。锚索布置形式采用五花眼，锚索间、排距为：2.

6、1 m2.5 m，锚索规格为：15.5 mm6300 mm。使用CK2335树脂药卷锚固。下顺槽部分巷道采用U型钢拱棚支护，其规格为：宽高=3.9 m2.8 m，棚距0.8 m，钢筋网背板。3、开切眼开切眼沿煤层顶板掘送，与上顺槽夹角为90，与下顺槽夹角为91，开切眼为矩形断面，其规格为：宽高=4.4 m2.1 m，采用锚、网、梯、索联合支护，其支护参数同上顺槽。开切眼长：254 m，坡度为：2 8。附图 4：工作面工程平面图。二、工作面主要巷道描述巷道名称项 目基 本 描 述轨道巷支护形式 锚网支护、U钢支护巷道净断面 7.77（锚网支护）；8.7（U钢支护）巷道用途 回风、辅助运输运输巷支

7、护形式锚网支护、U钢支护巷道净断面 8.82（锚网支护）；8.7（U钢支护）巷道用途 入风、运煤开切眼支护形式 锚网支护巷道净断面 9.24安装情况正在安装第三节 采 煤 工 艺一、采煤工艺（工艺流程及说明）该面为倾斜长壁后退式综采工作面。设计采高为1.8 m2.5 m，沿煤层顶板割煤。工作面安装有ZY3300/13/33、ZY3300/11/25、ZY3800/11/25三种掩护式液压支架，煤层厚度小于1.8 m时，割底板岩石使采高达到1.8 m，煤层厚度大于支架支护高度时，留底煤开采，ZY3300/11/25、ZY3800/11/25两种掩护式液压支架支护段最大采高为2.2 m，ZY330

8、0/13/33掩护式液压支架支护段最大采高为2.5 m，采高变化段要平稳过渡。上顺槽选用1台JWB-75J型无极绳绞车和1台SDJ-28型多用双速绞车联合辅助运输。下顺槽选用1台SDJ100/63/275型可伸缩胶带运输机和1台SZZ730/160型桥式转载机（转载机后布置ZTZ12800/16/28中置式端头液压支架一组推移桥式转载机）联合运输。 工作面选用79架ZY3300/13/33型两柱掩护式液压支架支护，13架ZY3800/11/25型两柱掩护式液压支架支护，75架ZY3300/11/25型两柱掩护式液压支架支护。上端头过渡段采用3架ZYG3800/12/28型过渡支架支护，液压支架

9、采用邻架操纵。开切眼内共安装170架液压支架。上端头支架至上帮间采用2.8 m单体和2.6 m钢梁组成对棚支护，错梁齐柱式布置。下端头采用ZTZ12800/16/28中置式端头液压支架（一组）支护。选用MG150/380-WD双滚筒采煤机落煤，滚筒直径1.6 m；截深0.63 m。采煤机在上、下端头斜切进刀，双向采煤。工作面选用SGZ730/2400刮板运输机运输。用液压支架推溜装置推刮板运输机，推移步距为0.6 m。 工艺过程为：采煤机斜切进刀割三角煤采煤机下（上）行割煤、装货追机顺序移架、推刮板运输机清货。片帮严重或顶板破碎时要伸出伸缩梁（或超前移架），其工艺过程为：伸出伸缩梁（或超前移架

10、）进行超前维护采煤机下（上）行割煤、装货顺序推刮板运输机清货。二、采煤方法 1、采煤机进刀方式 (1) 进刀:采煤机在端头斜切进刀。采煤机下（上）行前滚筒沿煤层顶板割煤，后滚筒按采高要求截割,沿弯曲段斜切进刀，追机伸出液压支架伸缩梁护顶。采煤机纫刀后，沿弯度节往上（下）推刮板运输机，直至刮板运输机尾（头）推靠。(2) 割角煤：采煤机纫刀后，换向上（下）行前滚筒沿煤层顶板割煤，后滚筒按采高要求截割，割三角煤。(3) 移架：采煤机上（下）行割角煤，架子工追机顺序移架。(4) 推溜：采煤机割透角煤返回后，推溜工自机尾（头）顺序推刮板运输机。2、采煤机正常截割及牵引方式采煤机为销轨电牵引，牵引速度控制

11、在03.5 m/min。3、各工序与采煤机的安全距离 （1）移架紧跟运行的采煤机前滚筒，顶板破碎时，割一架移一架。 （2）推溜滞后运行的采煤机后滚筒12 m15 m。 （3）采煤机前、后滚筒3.0 m范围内有人作业时，必须停机，打开管制器和离合器。（4）移架滞后运行的采煤机前滚筒超过3架时，必须停止落煤。待支架移靠后再牵引落煤。（5）滞后的过渡支架没移靠之前端头不得落煤。三、工作面正规循环生产能力 W = LShrc =（2750.62.11.420.95） = 467 t式中 : W工作面正规循环生产能力，t ； L工作面长度，275 m ； S工作面循环进度，0.6 m ； H工作面平均采

12、高，2.1 m ； r煤的容重，1.42 t/m3 ； c回采率，95% ； 附图5：采煤机进刀示意图。第四节 设 备 配 置一、工作面基本液压支架开切眼需要安装基本架167架（其中： ZY3300/13/33型掩护式液压支架79架； ZY3800/11/25型掩护式液压支架13架； ZY3300/11/25型掩护式液压支架75架。），工作面推进过程中需增设ZY3800/11/25型液压支架14架。表6-1-1支 架 型 号ZY3800/13/33支架高度（m）1.33.3支护强度（Mpa）0.78中心距（mm）1500支架宽度（m）1.431.60初撑力（kN）3090工作阻力（kN）380

13、0推溜力/拉架力（kN）272/360支架重量（t）12.4对底板平均比压（Mpa）1.3泵站压力（Mpa）31.5合 格 证 号061101053表6-1-2支 架 型 号ZY3300/11/25支架高度（m）1.12.5支护强度（Mpa）0.57中心距（mm）1500支架宽度（m）1.431.60初撑力（kN）2618工作阻力（kN）3300推溜力/拉架力（kN）273/360支架重量（t）11.85对底板平均比压（Mpa）0.671.21泵站压力（Mpa）31.5合 格 证 号061101024表6-1-3支 架 型 号ZY3800/11/25支架高度（m）1.12.5支护强度（Mpa）

14、0.77中心距（mm）1500支架宽度（m）1.431.60初撑力（kN）3090（P=31.5MPa）工作阻力（kN）3800推溜力/拉架力（kN）272/360支架重量（t）12.4对底板平均比压（Mpa）1.4泵站压力（Mpa）31.5合 格 证 号061101053二、工作面过渡支架上端头选用3架ZYG3800/12/28型支架作为过渡支架。表6-1-4支 架 型 号ZYG3800/12/28支架高度（m）1.22.8支护强度（Mpa）0.7中心距（mm）1500支架宽度（m）1.431.6初撑力（kN）3090工作阻力（kN）3800推溜力/拉架力（kN）272/360支架重量（t）

15、12.6对底板平均比压（Mpa）1.4泵站压力（Mpa）31.5合 格 证 号071121069 三、工作面端头支架在下顺槽转载机后安设ZTZ12800/16/28中置式端头液压支架一组。表6-1-5支 架 型 号ZTZ12800/16/28支架高度（m）1.62.8支护强度（Mpa）0.62中心距（mm）1500支架宽度（m）3.0初撑力（kN）10470工作阻力（kN）12800推溜力/拉架力（kN）990/634支架重量（t）对底板平均比压（Mpa）1.6泵站压力（Mpa）31.5合 格 证 号061101052四、工作面采煤机 表6-2采 煤 机 型 号MG150/380WD机 身 长

16、 度 m12采 高 m1.42.5滚筒直径 m1.60截 深 m0.63牵引速度 m/min06.5最大牵引力kN500总装机功率 kW371牵 引 形 式齿轮销轨电牵引 截割功率kW1502冷 却 形 式水 冷喷雾形式内外喷雾五、工作面刮板运输机 表6-3刮 板 机 型 号SGZ730/2400机头尺寸(长宽)2.61.9运 输 能 力 t/h700链 速 m/s0.93铺 设 长 度 m275电 机 功 率 kW4002电 压 V1140刮 板 链 形 式中 双 链六、下顺槽桥式转载机 表6-4桥式转载机型号SZZ730/160推 移 方 式支架推移运 输 能 力 t/h1000链 速 m

17、/s1.4铺 设 长 度 m42电 机 功 率 kW160电 压 V1140刮 板 链 形 式中 双 链七、下顺槽胶带运输机 表6-5设 备 型 号DSJ100/63/275带 面 宽 度 m1.0运 输 能 力 t/h500电 压 V1140 铺 设 长 度 m730电 机 功 率 kW752八、乳化液泵、箱（两泵一箱）型号：MRBZ200/31.5 表6-6公称流量200 L/min公称压力31.5 MPa液箱容积1600 L电机功率125 kW电机转速1480 r/min电压等级1140 V九、其他机械设备1、上顺槽：SDJ-28型多用双速绞车1台； JWB-75J型无极绳绞车1台； 1

18、00D452电泵1台；风动泵1 台；ZDY1200S（MK-4）坑道钻机1台。2、下顺槽：转载机配置PLM1000型破碎机1台； JD-1型调度绞车1台；风动泵3台。 附图 6：工作面设备布置图。第三章 顶 板 控 制第一节 支 护 设 计一、液压支架支护强度验算（经比较ZY3300/11/25型掩护式液压支架支护强度最低，故仅对此型号液压支架进行支护强度验算）1、根据矿压观测资料、地质报告、顶板控制专家系统 ：确定本工作面所需最小支护强度为 0.526 Mpa。 2、应用经验公式计算液压支架载荷：在最小控顶距时的载荷Q小 =（9.81hrn）Ks kNQ小 = 9.812.22.56.51.

19、55.4 = 2841 kN在最大控顶距时的载荷=（9.81hrn）KS kNQ大 =9.812.22.56.51.56.3 = 3313 kN式中： h最大采高 2.2 m ； r顶板岩石容重，取2.5 t/m3 ； n支架支撑上覆岩层厚度与采高之比，取6.5倍采高 ； K液压支架卸载移架所增加的阻力系数， K = 1.31.5，取1.5； s工作面最小控顶距时单个支架的支护面积，s = 5.4；S工作面最大控顶距时单个支架的支护面积，S = 6.3。3、根据工作面条件与支架适应条件对照表（表7）校验通过比较（见表7），根据集团公司现有设备情况，工作面选用的ZY3300/13/33 、ZY3

20、300/11/25、ZY3800/11/25型基本支架及ZYG3800/12/28型过渡支架的性能均能满足支护要求。工作面条件与支架适应条件对照表 表7项 目单位工作面条件ZY3300/13/33ZY3800/11/25ZY3300/11/25采高m1.82.51.53.11.32.2（留底煤）1.32.2（留底煤）倾角28121020煤厚m1.82.51.33.31.12.51.12.5底板比压Mpa1.31.41.21支护强度MPa0.5260.780.770.57顶板种类类（级）适应各类条件适应各类条件适应各类条件二、乳化液泵站（一）泵站设置位置及使用规定1、泵站安装位置泵站安装在中央采

21、区北翼原11908工作面上顺槽门口，经中央采区北翼集中回风巷、北翼专用回风巷、12601皮带运输巷、12601工作面下顺槽向工作面供液，泵站距开切眼下出口1235 m。2、泵站设备设置泵站设置MRB200/31.5型乳化液泵两台；RX200/16型乳化液箱一个，两泵一箱。一台运转，一台备用。3、乳化液泵使用要求（1）泵站出口压力要保证在3031.5 Mpa；（2）乳化液浓度为35，经常检查乳化液浓度，及时调整自动配比器，保证配液用水清洁；（3）卸载阀、安全阀整定合理，既要保证供液压力又要保证安全可靠；（4）包机到人，加强维修与维护，保证出口压力，杜绝滴、漏、跑液现象；（5）电机及开关附近20

22、m范围内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转、切断电源、撤出人员；（6）检修泵站必须停泵；修理、更换主要供液管路时必须关闭主管路截止阀；（7）要按以下要求进行定期检查、检修，作好记录。 每班擦洗一次油污、赃物；按一定方向旋转过滤器12次；检测两次乳化液浓度； 每天检查一次过滤器网芯； 每10天清洗一次过滤器； 每月清洗一次乳化液箱； 每季度化验一次水质。（二）泵站选型、数量（见附表8 ）:乳化液泵站系统参数表 表8 乳化液泵型号MRBZ200/31.5乳化液箱型号RX200/16公称流量（L/min） 200乳化液箱容积（L）1600公称压力 （Mpa）31.5乳化液浓度 （%）35电机

23、功率 （kW）125乳化液配比仪器自动配比卸载阀整定值（Mpa）31.5高压胶管耐压（Mpa）32电 压 （V）1140注液枪出口压力（Mpa）3031.5第二节 顶板控制方法支 护 形 式两柱掩护式支架支 架 布 置 方 式直线式布置支 回 关 系移架即放顶最 小 控 顶 距（m）3.605最 大 控 顶 距（m）4.205机 道 宽 度 （m）2.0放 顶 步 距（m）0.6端 面 距（m）0.30支 架 整 齐 度50 mm支 架 倾 斜 度15一、正常工作时期顶板支护 本工作面设计为双向采煤，采用追机移架的方式对顶板及时支护。采煤机割煤紧跟运行的采煤机前滚筒追机移架。移架工艺过程为：缩

24、立柱（立柱不要缩的太大，能拉动架子即可，实现带压擦顶移架）拉架升架（升立柱时，要调整平衡缸，保证支架顶梁与顶板全面接触）升柱后要多停滞35 s，保证初撑力。片帮严重或顶板破碎时要超前移架，有漏、冒顶危险时要割一架，移一架。上端头三架液压支架拉靠，下端头过渡液压支架放宽一个循环进度。二、正常工作时期的特殊支护形式工作面上端头液压支架与上顺槽上帮之间采用2.6 m钢梁与2.5 m（或2.8 m）单体液压支柱配合的一梁三柱（或四柱）顺巷错梁齐柱式对棚支护，对内间距0.2 m，对间距1.0 m，支柱排距0.6 m，对棚交替迈步前移，空间排加打戴帽挡矸密集柱，挡矸密集柱距不超过0.4 m，木顶帽规格为：

25、长宽厚=0.40 m0.15 m0.10 m。单体液压支柱与钢梁配合的对棚与上帮间距不够架设对棚（0.5 m1.0 m）时，架设一架单棚加强支护。顶板破碎时要适当加密支护，加密支护时，留出净宽不小于0.7 m的人行通道。不留尾巷，每循环窜梁、回柱放顶，回柱放顶步距为0.6 m。三、特殊时期的顶板控制1、初采及来压期间顶板管理根据已采工作面的观测数据，工作面初次来压步距在30 m以内，周压步距在8 m以内，加强初压及周压预测预报工作。开切眼超高处支架上方打木垛接顶。来压期间要将工作面采直，支架与煤壁垂直，不正的支架及时调整，保证支架呈直线式切顶。保证泵站出口压力不低于30 Mpa，供液管路不漏液

26、，支架安全阀整定合理，保证支架工作阻力。落煤后及时移架，避免长时间空顶，移架时，相邻支架不得同时降架拉架，要交错进行。片帮严重时要超前移架，进行超前维护。同时加大上、下两巷管理力度，按规定打设超前支护，超高处打木垛接顶，保证支护数量及质量，必要时根据现场情况加密支护。初采初放期间，区队主要领导要现场指挥，确保初采初放工作的顺利进行。2、冒顶处理方法 采取用2.0 m长，直径不小于18 cm的硬杂木，打木垛接顶的方法处理冒顶。处理冒区要待顶板压力稳定后，由班、队长亲自组织进行，指派一名有经验的老工人负责安全监护。刹顶前，关闭作业地点支架的截止阀，将工作面刮板输送机停电并闭锁，作业前要清好退路，确

27、保退路畅通。严格执行“敲帮问顶”制度，要用1.5 m以上的长把工具或抛石法处理掉危岩。刹顶前，采取临时支护措施，严禁空顶冒险作业。刹顶时要从冒顶的一端向另一端依次封顶，严禁两端同时作业。架子微落，打底物料要固定在冒区架子（或单体钢梁棚）上，木垛要挤住帮，木垛圆木要用楔子固定住，用150 mm长的钉子将楔子钉牢，封顶后，架子顶梁（或单体钢梁棚）升起，使木垛接顶。 液压支架上方冒顶时，首先用液压支架或单体、钢梁维护住冒茬子，之后再逐架处理。 出现单架上方冒顶时，首先将冒顶的液压支架降架至1.3 m，处理掉架上及冒茬的浮石、危岩，然后在相邻支架的顶梁及前梁上掏出窝，木垛打底圆木插入窝内并用木楔挤住，

28、自下而上打木垛接顶，用刹杆封顶。 出现多架上方冒顶时，先从冒顶的一端降下一架已冒顶支架，处理掉架上及冒茬的浮石、危岩，然后在相邻未冒顶支架的顶梁及前梁上掏出窝，木垛打底圆木一头插入窝内并用木楔挤住，另一头搭在相邻已冒落支架的顶梁及前梁上，并用8#铁线将其固定在本架上，自下而上打木垛接顶，用刹杆封顶锁住冒茬子。而后，采用上述方法将另一端冒茬封住。最后，从冒顶的一端逐架向另一端依次打木垛刹顶。刹顶物料要随用随递，保持退路畅通，若出现明显动压，如片帮、顶板掉渣等现象，撤出人员，待顶板压力稳定后再行刹顶作业。四、工作面运输巷、回风巷的顶板控制该面位于123下01工作面空区下部，上、下两巷矿压显现明显，

29、绝大部分巷道已出现不同程度的顶板下沉、底鼓、涨帮，两巷已采用单体钢梁备棚。回采过程中，要把两巷支护状况的检查及维护作为顶板管理的重点，及时备棚，强化支护，加强维护，避免漏冒顶事故的发生。1、超前支护上、下顺槽自工作面煤壁线往外20 m范围内进行超前支护。无备棚巷道超前支护的架设：采用2.6 m钢梁与2.5 m（或2.8 m）单体液压支柱配合形成的顺巷对接棚，一梁三柱。上顺槽：自工作面煤壁线往外20 m范围内，架设三排超前支护，三排超前支护排距均为1.0 m，柱距1.0 m。工作面上端头液压支架前采用一对2.6 m钢梁与2.5 m（或2.8 m）单体液压支柱配合的一梁三柱（或四柱）顺巷错梁齐柱式

30、对棚支护，对内间距0.3 m，支柱排距0.6 m，对棚交替迈步前移。工作面推近上顺槽U型钢备棚段时，采用2.8 m（或3.15 m）单体和2.6 m钢梁备棚,棚距0.8 m，柱距2.0 m，将U型钢棚替出。替棚时要先备后撤。下顺槽：自工作面煤壁线往外20 m范围内，架设三排超前支护。超前支护排距分别为0.8 m和1.8 m，柱距1.0 m。工作面下端头支架前，采用2.6 m钢梁与2.5 m（或2.8 m）单体液压支柱配合形成一梁三柱（或四柱）顺巷错梁齐柱式对棚支护，对内间距0.3 m，单体支柱排距为0.6 m。有备棚巷道超前支护的架设：为避免改棚造成顶板状况继续恶化，不进行改棚，而在备棚间加棚

31、加强支护。上顺槽：备棚加密至棚距不大于1.0 m，备棚加打中间柱，一梁三柱，保证有净宽不小于0.7 m的行人通道。上端头支架前1.5 m内，备棚加密至棚距不大于0.6 m。下顺槽：跨转载机架设一梁二柱抬棚，棚距不大于1.0 m，柱距2.0 m。转载机推移板至端头架前梁前端，架设跨转载机推移板抬棚，端头架前梁前1.5 m内，跨转载机推移板抬棚棚距不大于0.6 m，其余跨转载机推移板抬棚棚距不大于1.0 m。跨转载机推移板抬棚至巷帮大于1.0 m时，在跨转载机推移板抬棚至巷帮间架设单架单体液压支柱与钢梁配合的顺巷棚，架棚时要保证有净宽不小于0.7 m的行人通道。顶板破碎或压力大要加密超前支护，加密

32、支护时，要留出净宽不小于0.7 m的行人通道。2、过钻场及壁龛12601回采工作面上顺槽每隔25 m左右有一个抽放瓦斯钻场。12601回采工作面下顺槽每隔60 m80 m有一个组合开关壁龛，当工作面推进距其20 m前，钻场及壁龛内用2.5 m（或2.8 m）单体液压支柱与2.6 m钢梁架设一梁二柱倾向棚进行超前支护，棚距0.8 m。发现顶板破碎有漏、冒顶危险时，要由外往里加密支护。工作面与钻场割透后，要伸出液压支架伸缩梁或超前移架进行及时维护。顶板压力大时要适当加密支护，加密支护时，要保证单体液压支柱初撑力。人员不得在钻场或壁龛内休息、逗留。工作面与钻场或壁龛割透后，要伸出液压支架伸缩梁或超前

33、移架进行及时维护。改钻场或壁龛内支护时，必须先打后回，保持一梁两柱，不得单挑梁。回收钻场或壁龛内支护时，必须按照自下而上由里往外的原则进行。3、上、下尾巷悬顶处理方法为避免工作面上、下尾巷悬顶，超前工作面上、下出口煤壁2个循环（1.2 m）将顶锚杆及工作面侧帮锚杆螺丝卸下。超前工作面煤壁5.0 m用液压退锚器将锚索盘卸下。卸不下来的要在回柱放顶前用铁剪子将其周围的锚网、钢筋梯剪断。上端头回柱放顶后，上尾巷有悬顶不冒落时，采用尾巷充填，不得留有瓦斯积聚的空间，采取管路抽放、风障等方法防止上尾巷瓦斯积聚。上顺顶板完整时，为防止上尾巷大面积悬顶，在工作面上顺煤壁线以外15 m20 m处，采用锚杆机打

34、眼对顶板进行预裂爆破，详情见爆破说明书。预裂爆破施工安全技术措施1、顶板破碎时要先进行临时支护，以防漏、冒顶事故的发生。2、切顶支柱不得缺梁少柱。3、关于爆破执行第八章第三节相关要求。附图 7：预裂爆破说明书。所有支设的单体液压支柱用自制的防倒绳套住并挂在顶板锚网（或棚梁）上，防止倒柱伤人。五、支护质量要求1、液压支架端面距为0.3 m。工作面支架要排成一条直线，支架整齐度误差不超过50 mm，工作面支架中心距误差不超过100 mm。2、液压支架顶梁要与顶板平行架设，顶梁要接顶严密。3、相邻支架间不应有明显错差，最大错差不得超过200 mm。4、液压支架间空隙不超过200 mm。严禁歪架、咬架

35、，否则要及时调整。5、液压支架要垂直顶底板，歪斜5。工作面液压支架升架后要停顿35 s再停止供液，保证液压支架初撑力在24 MPa以上。6、两巷超前支护单体液压支柱要打成一条直线，单体整齐度误差不超100 mm，找好柱窝，手把体朝外，三用阀注液口朝空间侧。7、单体液压支柱升柱时要使用注液压力显示表，超前支护单体初撑力要达到11.5 MPa以上，保证单体液压支柱初撑力。8、上、下顺自工作面出口20 m范围内支护完整无缺、支护有效，巷道净高度不得低于2.0 m，人行道净宽度不得低于0.7 m。巷道无积水、无浮渣、无杂物，材料、设备码放整齐并有标志牌，牌板齐全、整洁，吊挂整齐，各种管线整齐吊挂，不得

36、影响人行道宽度。9、两巷顶板破碎压力大时，要适当加密支护，加密支护时要留出净宽不小于0.7 m的安全通道。10、加强上、下两顺槽及工作面顶板压力观测和预报工作，超前支护以外的巷道离层或变形严重时，必须超前进行加固。11、失效支柱及时更换，坏柱及时运出。12、支柱全部编号管理，牌号清晰。六、支护材料使用、备用情况和存放管理表单体液压支柱入井前必须进行打压试验，合格后方可入井。使用超过8个月的单体液压支柱必须升井检修、试验。下表中的备用材料要随用随补充，必须经常存有。材料要整齐码放并挂标志牌，标志牌要标明存放材料的单位、材料名称、规格、数量及负责人。所有支护器材要建立基础台帐，对规格型号、进货渠道

37、、数量及产品合格证等有记录。支护材料使用、备用情况和存放管理表 表9种 类规 格使用量备用量存放地点单 体DW25250/100800根30根两顺出口外50 m100 mDW28250/1001000根20根两顺出口外50 m100 mDW31.5250/100900根20根两顺出口外50 m100 m钢梁2.6 m1350根20根两顺出口外50 m100 m3.6 m4根两顺出口外50 m100 m圆木183.0 m2 m3上顺出口外50 m100 m杉杆3车上顺出口外50 m100 m附图 8：工作面支护平、剖面图。第三节 矿 压 观 测坚持支护质量和顶板动态监测，健全分析和处理责任制。一

38、、矿压观测内容观测内容主要有：工作面支架的工作阻力观测，支架活柱缩量观测，两巷变形离层观测。二、矿压观测方法及时间要求（一）工作面的矿压观测：工作面五条观测线均匀布置在工作面中。1、支架初撑力及工作阻力的观测在工作面均匀布置5条观测线，采用圆图记录仪观测支架支柱初撑力和工作阻力的变化情况，观测线布置在30#、60#、90#、120#、150#支架上；由生产技术科矿压观测组负责每天上发条和换（翻）纸，连续观测支架立柱初撑力和工作阻力。每两天进行一次数据收集整理。2、支柱活柱缩量的观测用标记法在工作面上部、中部及下部布置3条观测线。三条线布置在45、90、135架子里，每天进行一次观测，记录上次移

39、架、本次移架的活柱高度及时间间隔，计算出循环活柱下缩量及下缩速度。 （二）巷道的矿压观测对安装在两巷的顶板离层仪每周观测2次，填好记录，计算出顶板下沉速度及下沉量，对顶板下沉速度进行对比，发现顶板下沉速度加快或下沉量过大，要采取备棚等措施加强支护。（三）支护质量监测 生产技术科配备专职矿压观测工作人员，收集、分析矿压数据，绘制矿压显现图表，揭示矿压显现规律，提出支护质量存在的问题，监督支架检修质量，发现问题及时监督整改，促进工作面支护质量的提高。第四章 生 产 系 统第一节 运 输一、运输设备及运输方式 1、装煤、运煤及转载工作面由MG150/380-WD型采煤机割、装煤和推移刮板运输机辅助装

40、煤，由SGZ730/2400型刮板运输机运出工作面，由SZZ730/160型桥式转载机转载至下顺槽DSJ1000/63/275型胶带运输机，经12601皮带运输巷运输机（5皮带）转载至中央采区胶带运输机上山皮带机（1皮带）运到井底煤仓，由主井罐笼提升进入地面原煤运输系统。运输方式为：刮板运输机、胶带运输机、箕斗联合运输。2、辅助运输工作面所需的设备、材料采用600 mm轨距1 t矿车或平车、架子车运输。由副井井底车场经幸福车上山、中央采区北翼集中回风巷、中央采区北翼回风下山、北翼专用回风巷进入12601工作面上顺槽，12601工作面上顺用1台JWB-75J型无极绳绞车和1台SDJ-28型多用双

41、速绞车联合辅助运输，下顺用JD-1型调度绞车辅助运输。运输方式采用串车。二、运煤线路和辅助运输线路1、运煤路线 工作面 12601工作面运输顺槽 12601皮带运输巷 中央采区胶带机上山（1皮带） 井底煤仓 地面原煤运输系统。2、辅助运输路线副井 井底车场 幸福车上山 中央采区北翼集中回风巷 中央采区北翼回风下山 北翼专用回风巷 12601工作面回风顺槽 12601工作面。附图 9：工作面生产系统示意图。第二节“一通三防”与安全监控一、通风系统（一）风量计算与选择表 单位：m3/min计算依据所需风量式 中 符号说明按高瓦斯矿井涌出量计算：Q采=100q采KCH4892100单位瓦斯涌出配风量

42、。回风流瓦斯浓度小于1% 取100。q采回采工作面回风巷回风流中的CH4、CO2的平均绝对涌出量，6.86 m3/min。KCH4 工作面瓦斯（CO2）涌出不均衡系数（正常生产时连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。计算结果为：1.3。v工作面平均风速，1 m/s；s采工作面平均断面面积， 10.12。N工作面出勤最多人数，46人。A一次起爆最多炸药量，1.8 kg。按工作面温度计算：Q采=60vs采607按工作面人数计算：Q采=4n184 按炸药量计算：Q采=25A45按风速进行验算：、最低风速验算，Q15s151.8、最高风速验算，Q240s2428.8根据以上原则计算，确定工作面实际需要风量为900 m3/min。（二）通风路线 地面新鲜风流 副井 井底车场 中央采区胶带运输机上山 12601皮带运输巷 12601工作面运输顺槽 12601工作面。清洗工作面乏风 12601工作面回风顺槽 北翼专用回风巷 中央采区回风上山 经主井排至地面。附图 10：工作面通风系统示意图。二、瓦斯防治1、瓦斯抽放系统 （1）采取上顺槽顶板穿层打